某铁矿石选择性絮凝脱泥-阳离子反浮选脱硅工艺研究及工业应用

采用选择性絮凝脱泥-阳离子反浮选工艺流程对某细粒铁矿石进行了试验研究。结果表明,采用选择性絮凝脱泥．阳离子反浮选流程闭路试验可获得铁精矿品位为65．50％,回收率为83．09％的较好指标。依据试验室试验参数,在年处理量15万t的小型选矿厂进行了工业生产调试。采用多段脱泥,可以解决矿泥对浮选的影响。现场获得铁精矿品位64．77％,回收率78．65％的工业指标。     

某微细粒铁矿选矿试验研究

通过偏光显微镜、扫描电镜和X射线衍射分析,对某细粒复合铁矿石进行了详细的工艺矿物学研究。在此基础上进行了弱磁-强磁-选择性絮凝脱泥-反浮选回收磁铁矿和赤铁矿的试验研究,最终获得产率33.20%、TFe品位65.52%、回收率69.56%的铁精矿。选择性絮凝脱泥-反浮选是处理该类细粒复合铁矿石的有效手段。     

某高泥高硅赤铁矿选矿工艺研究

针对某高泥高硅赤铁矿进行了预先脱泥—高梯度强磁—磁选精矿再磨—反浮选联合工艺研究。试验结果表明,原矿经螺旋溜槽脱泥,SLon立环高梯度强磁后进行再磨再选,可有效消除黏土等泥质矿物对选矿的影响;在原矿含Fe 12.43%的条件下,采用阳离子捕收剂反浮选脱硅,获得了含Fe51.28%,回收率为38.74%的铁精矿。     

彝良难选鲕状赤褐铁矿提铁降磷工艺研究

针对彝良难选鲕状赤褐铁矿进行了系统的选矿试验研究,采用强磁选—反浮选及选择性絮凝浮选脱泥—反浮选均可以得到较好的选别指标:在强磁选—反浮选小型闭路试验中可以得到铁品位54.70％、回收率达79.44％、含磷仅0.17％的铁精矿;在选择性絮凝后浮选脱泥—反浮选的工艺流程中可以得到铁品位54.63％、铁回收率达77.62％、含磷仅0.15％的铁精矿.     

四川某硅钙质锰矿石强磁选—浮选试验研究

四川某锰品位为21.83%的硅钙质锰矿石锰品位低、嵌布粒度细、磨矿易泥化。为给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了原矿预先脱泥—磨矿—强磁选—再磨—阳离子反浮选—阴离子正浮选工艺流程试验。结果表明:原矿预先脱泥后磨细至-0.075 mm占75%,磨矿产品与矿泥混合后经1粗1扫湿式强磁选,得到锰品位为25.23%、回收率为85.92%的强磁选精矿,强磁选精矿再磨至-0.075 mm占85.14%,以硫酸为p H调整剂、十二胺为捕收剂经1粗2扫反浮选,可以得到锰品位为28.86%、回收率为78.57%的反浮选精矿,反浮选精矿以Na2CO3为p H调整剂、六偏磷酸钠为抑制剂、GJBW为捕收剂经1粗2扫正浮选,获得的最终锰精矿锰品位为33.62%、回收率为72.76%。试验结果可以为该硅钙质锰矿石的利用提供技术参考。     

贵州某高铝硅赤铁矿石选矿试验

贵州某贫赤铁矿石属典型的高硅铝、低硫磷赤铁矿石,铁矿物嵌布粒度微细,常规选矿工艺难以获得合格铁精矿。为开发利用该大型贫赤铁矿石资源,对该矿石进行了选择性絮凝沉降脱泥-反浮选提铁降杂试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm占88%的情况下,经2次絮凝沉降脱泥,1粗1精1扫、中矿顺序返回闭路反浮选流程处理,可获得铁品位为61.20%,SiO₂和Al₂O₃含量分别为6.30%和2.58%,铁回收率为66.48%的铁精矿,该流程与常规还原焙烧-弱磁选流程比较,具有显著的流程简单、能耗和生产成本低的特点。     

阴阳离子捕收剂反浮选褐铁矿试验研究

针对某褐铁矿性质相对较简单的特点，采用单一反浮选工艺选别褐铁矿。研究了脱泥、单一阳离子及阴阳离子联合等技术方案对反浮选指标的影响。试验结果表明，采用添加新型阳离子表面活性剂DTL脱泥、石灰活化含硅矿物、淀粉抑制铁矿物、油酸及十二胺联合使用的新工艺方案，取得了良好的分选指标。经脱泥和反浮选后，得到含铁品位为57．18％、铁回收率74．9％的褐铁矿精矿。     

锡矿泥浮选工艺研究及工业化应用

针对-0.005 mm粒级含量高达46.50%的锡矿泥进行了选矿试验研究。采用选择性絮凝脱泥-浮选脱硫-浮选锡石工艺流程实现了微细粒锡石的回收,在锡矿泥Sn品位0.59%的情况下,获得了锡精矿Sn品位6.80%、回收率54.70%(锡浮选作业回收率达到80.41%)的技术指标,并实现了工业化应用,为微细粒锡资源的高效开发提供了技术支撑。     

美国蒂尔登铁矿浮选降磷研究

采用选择性絮凝脱泥,阴离子反浮选工艺流程选别美国蒂尔登铁矿石获得良好结果。铁精矿含磷降至0.030%以下,铁精矿品位65.5%,回收率79.67%。     

海南儋州鲕状褐铁矿选矿研究

针对海南儋州某褐铁矿矿石性质,采用阶段磨矿多段分选工艺,进行了强磁选、絮凝浮选、磁化焙烧及弱磁选等选矿试验研究。第一段磨矿细度为-0.074 mm68%的原矿经一次强磁粗扫选,混合精矿进入二次磨矿,-0.074mm占95%的磨矿产品絮凝去泥后进入混合胺反浮选,浮选精矿再磁化焙烧—弱磁选,可得到铁品位60.45%、回收率52.48%的最终精矿。     

某微细粒嵌布铁矿石磁选—絮凝脱泥—反浮选试验

湖南某铁矿石中铁矿物以磁铁矿为主,赤铁矿次之,并有12.12%的铁以硅酸盐矿物形式存在。其中磁铁矿属中细粒嵌布,但赤铁矿具典型极微细粒嵌布特征,分选难度极大。根据矿石性质,采用阶段磨矿—弱磁选—强磁选—选择性絮凝脱泥—反浮选工艺进行选矿试验,即第1步在-0.075 mm占65.87%的较粗磨矿细度下通过弱磁选选出磁铁矿,第2步通过强磁选抛尾富集弱磁选尾矿中的赤铁矿,第3步对强磁选精矿进行2段阶段细磨(一段磨至-0.038 mm占96.56%,二段磨至-0.019 mm占98.93%)、4段加磁种的选择性絮凝脱泥(以所得磁铁矿精矿为磁种,与强磁选精矿一起细磨),第4步对脱泥沉砂进行1粗1精4扫反浮选,最终获得了产率为32.33%、铁品位为63.55%、铁回收率为71.34%的综合铁精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了技术支撑。     

湖南某石英型赤褐铁矿选矿试验研究

对湖南某石英型赤褐铁矿进行了选择性絮凝-强磁选-反浮选试验研究。结果表明, 在磨矿细度-0.074 mm粒级占90.80%、水玻璃用量800 g/t、聚丙烯酰胺用量100 g/t、磁选粗选磁场强度1.4 T、扫选磁场强度1.6 T条件下, 获得了铁品位56.17%、回收率60.12%的铁精矿; 强磁选尾矿进行反浮选, 获得了铁品位47.90%、铁回收率31.46%的中矿和铁品位15.69%、铁回收率8.41%的尾矿。选择性絮凝有利于矿泥与铁矿的分离, 可提高铁的回收效果。     

某低品位铁矿选矿试验研究

对某低品位难选氧化铁矿进行了阶段磨矿-弱磁-强磁-阴离子反浮选试验研究。首先在磨矿粒度-0.074 mm粒级占65%的条件下通过预先作业抛尾, 因矿石中有用矿物嵌布不均匀, 粒度较细, 选择对粗精矿进行再磨。再磨后的强磁精矿单独反浮选得到浮选精矿与再磨弱磁精矿混合得到最终铁精矿。全流程试验获得了铁品位为61.53%、铁回收率为63.31%的混合铁精矿。     

某低品位镜铁矿强磁-阴离子反浮选试验研究

对某低品位镜铁矿进行了强磁-阴离子反浮选试验研究。在磨矿粒度为-0.074 mm粒级占95%条件下, 先采用强磁选抛尾, 再对粗精矿一粗两扫反浮选, 可得到品位为66.12%、作业回收率66.49%的铁精矿, 铁总回收率达到58.70%。     

某低品位褐铁矿的选矿工艺研究

对云南某褐铁矿进行了强磁-阳离子反浮选和焙烧-弱磁选两种工艺的详细对比试验研究, 结果表明, 采用强磁-阳离子反浮选工艺可以获得TFe品位50.97%、回收率68.50%的铁精矿; 而采用焙烧-弱磁选工艺可以得到精矿TFe品位60.36%、回收率89.71%的良好技术指标, 尾矿TFe品位仅为4.42%。磁化焙烧-弱磁选工艺是选别该类型褐铁矿的有效方法。     

辽宁某1 400 m深部铁矿石选别工艺研究

辽宁某开采深度为1 400 m的深部铁矿石铁品位为37.03%,铁主要以磁性铁及赤褐铁矿的形式存在,分布率分别为72.83%、22.52%,硫、磷等有害元素含量很低。为开发利用该矿石,对其进行了弱磁选-强磁选-混磁精矿反浮选工艺研究。结果表明：矿样磨细至-0.043 mm占75%后,经1段弱磁选-2段强磁选,可得到铁品位47.50%、回收率95.01%的混磁精矿;混磁精矿再磨至-0.038 mm占95%后,以淀粉为抑制剂、RS-3为捕收剂、经1粗1精2扫阳离子反浮选流程处理,可获得铁品位67.21%、回收率85.03%的精矿产品。采用磁选-反浮选流程处理该深部铁矿石获得了较为理想的选别指标,对类似复杂难选深部铁矿石选矿具有借鉴意义。     

某微细粒嵌布贫铁矿合理选矿工艺研究

某铁矿石中磁铁矿和赤铁矿的嵌布粒度相差悬殊, 磁铁矿具有中细粒嵌布的特点, 赤铁矿则属于典型极微细粒嵌布的范畴。针对该铁矿石的嵌布粒度特性, 采用弱磁选-强磁选-絮凝脱泥-反浮选联合工艺流程, 获得了铁品位为61.77％、回收率为62.55％的铁精矿。     

山西某微细粒铁矿石选矿工艺流程优化试验

山西某微细粒铁矿石选矿厂原采用阶段磨矿—弱磁选—强磁选—阴离子反浮选工艺流程,生产中存在强磁选尾矿铁品位偏高、浮选指标不理想等问题。因此,通过一段强磁选磁场强度优化、弱磁选—强磁选替代絮凝脱泥等方法优化工艺流程。结果表明：①针对铁品位30.60%的试样,在磨矿细度为-0.076 mm占85%的条件下,采用一段弱磁选（143 kA/m）、强磁选（1 114 kA/m）工艺流程,可使强磁选尾矿铁品位降至6.18%,此时铁回收率损失仅为4.82%。②以二段弱磁选—强磁选流程替代原絮凝脱泥工艺,在二段磨矿细度为-0.038 mm占85%的条件下,二段弱磁选、强磁选磁场强度分别为143 kA/m、637 kA/m,浮选给矿铁品位由39.90%大幅提高至48.36%,浮选给矿中-10 μm粒级含量由27.22%降低至22.19%,-20 μm粒级含量由48.79%降低至44.21%。③对二段弱磁选+强磁选混合精矿采用“1粗1精3扫”闭路浮选流程,在1次粗选浮选浓度为25%、温度为30 ℃的条件下,依次添加NaOH 1 200 g/t、淀粉1 000 g/t、CaO 500 g/t,RA-915粗选、精选用量分别为900 g/t、150 g/t,最终可获得铁品位66.13%、铁回收率88.44%的浮选铁精矿,此时浮选尾矿铁品位为15.83%。优化后的试验流程降低了强磁选尾矿铁品位,同时提高了浮选给矿的铁品位,降低了浮选提质降杂难度,对同类型的铁矿石开发利用具有借鉴意义。 关键词 微细粒|铁矿石|高梯度强磁选|阴离子反浮选     

太钢袁家村铁矿选矿技术研究及工业应用

针对太钢袁家村铁矿的矿石性质及存在的选矿技术难点, 开展了选矿技术研究, 进行了工艺流程设计。在大量试验研究的基础上, 推荐采用一段破碎-半自磨-球磨-弱磁-强磁-再磨-阴离子反浮选流程处理袁家村铁矿, 该工艺流程短、无需脱泥, 选用耐泥、低温捕收剂CY, 低温条件下浮选可得到品位65%以上、回收率大于73%的铁精矿。     

新疆某镜铁矿选矿实验研究

采用弱磁-强磁-反浮选工艺对新疆某难选镜铁矿进行了选矿试验研究。原矿磨至-0.074 mm粒级占85%, 在弱选磁场强为167 kA/m、强磁选场强为0.8 T的条件下通过弱磁-强磁工艺获得反浮选的给矿, 在捕收剂JH用量为860 g/t、NaOH用量为1 280 g/t、玉米淀粉用量为1 000 g/t、CaO用量为500 g/t时, 经一粗三扫一精反浮选流程, 可获得铁精矿品位64.12%、回收率70.39%的较好指标。